Металлургия легких и тугоплавких металлов (стр. 20 )

Скорость ωж усредненного движения потока расплава в любой точке ванны хлоратора является функцией следующих переменных: приведенной скорости газа ωг в горизонтальном сечении хлоратора (определяет интенсивность турбулизации расплава, влияет на средний размер пузырьков хлора и скорость их всплывания); уровня расплава в ванне H (характерный размер); вязкости жидкости νж (оказывает влияние на скорость всплытия пузырьков относительно расплава и, следовательно, на газосодержание φ); коэффициента поверхностного натяжения σ (определяет средний размер пузырьков в турбулизованном потоке расплава и скорость их всплытия относительно расплава); плотности жидкости ρж (влияет на скорость всплытия пузырьков относительно расплава).

Таким образом, для величины ωж справедливо уравнение:

ωж = f (ωг, H, g, νж, ρж, σ), (1)

которое в критериальной форме имеет вид:

(2)

где: .

Определяющие критерии Fr, Ga и We выражают соответственно влияние приведенной скорости газа, сил вязкости жидкости и сил поверхностного натяжения на скорость циркуляции жидкости.

Из теории подобия [5, 6] следует, что для модели и хлоратора необходимо обеспечить равенство определяющих критериев Fr, Ga, We. Только в этом случае будет наблюдаться подобие гидрогазодинамических процессов в ванне хлоратора и модели. Равенство чисел Фруда (Fr) в модели и хлораторе обеспечивали подачей необходимого потока воздуха в фурмы модели. Из требования равенства чисел Галилея (Ga) для модели и хлоратора следует, что кинематические вязкости модельной жидкости и расплава хлоратора должны относится как 1: 103/2. Из требования равенства чисел Вебера (We) для модели и хлоратора следует, что величины (σ/ρж) для модели и хлоратора должны относиться как 1:100. Поскольку вода имеет значение кинематической вязкости и коэффициента поверхностного натяжения примерно равные соответствующим значениям физических свойств хлоридного расплава[2, 7, 8], то требования равенств чисел Ga и We для и хлоратора не выполнено, следствием чего является отсутствие полного подобия газожидкостных потоков в модели и хлораторе. В данном случае можно говорить лишь о приближенном подобии.

Поскольку значения чисел Ga и We в модели на порядок и на два превышают значения соответствующих критериев в хлораторе, постольку в модели относительное действие сил вязкости и поверхностного натяжения значительно более выражено, чем в хлораторе. Это проявляется в больших значениях относительного диаметра пузырей в ванне модели по сравнению с таковым в хлораторе, т. е.и соответственно больших значениях скорости всплытия пузырьков воздуха в модели (относительно воды) в сравнении со значениями скорости всплытия (относительно расплава) пузырьков хлора в ванне хлоратора. В результате в модели хлоратора отклонение восходящих газожидкостных потоков от вертикального будет менее выражено, чем в хлораторе, и наоборот, замеченное на модели отклонение восходящего газонаполненого потока от вертикального будет более выражено в хлораторе.

Как указывалось выше, при переходе от модели к хлоратору следует ожидать более выраженного сближения или расхождения восходящих газожидкостных потоков от противолежащих фурм и, следовательно, некоторого сужения интервала перехода от центрального направления циркуляции расплава к пристеночному. Во всяком случае, из результатов моделирования следует, что свойственная начальному периоду эксплуатации хлоратора центральная циркуляция расплава изменяется на периферийную уже при таком уменьшении длины фурменного блока, когда сопло фурмы находится на половине расстояния между стенкой и центральной вертикальной плоскостью m симметрии хлоратора, т. е. при r/l ≈ 1/2.

Рисунок. Направления циркуляции газожидкостных потоков:

m – вертикальная плоскость симметрии; r – расстояние между соплами фурм; l – расстояние между стенками ванны; 1 – фурмы (газоподводы);2 – сменное сопло фурмы; 3 – подвижная стенка (фурменный блок)

Литература

1. , , Мальшин титана. М.: Металлургия, 19с.

2. Фурман хлориды. М.: Химия, 1980.-416с.

3.Lamot A. G. Air Agitation and Pachuca Tanks/The Can. Jorn. Chem. Eng. 1958. №8, p.153-160.

4. Исследование гидрогазодинамики фурменной зоны ванны расплавного хлоратора/ , //Цветная металлургия. 2006. № 6, с.15-20.

5. Касаткин процессы и аппараты химической технологии. М.: Химия, 1973.-784с.

6. Кутателадзе подобия и физические модели. Новосибирск: Наука, 19с.

7. Рафалович в расплавах, растворах и футеровка печей и аппаратов. М.: Энергия, 19с.

8. Краткий справочник химика. /под. Ред. . М.: ГНТИ, 19с.

ОЦЕНКА ВРЕМЕНИ КОНТАКТА ГАЗ-ЖИДКОСТЬ В РАСПЛАВНОМ ХЛОРАТОРЕ

, ,

ОАО "Российский научно-исследовательский

и проектный институт титана и магния", г. Березники, Пермский край

В хлорной металлургии цветных и редких металлов для производства хлоридов применяются расплавные хлораторы [1, 2].

При расчете высоты барботажного слоя солевой ванны необходима оценка длительности пребывания пузырька хлорсодержащего газа в расплаве, обеспечивающей заданную степень усвоения хлора. Процесс хлорирования может протекать с уменьшением, увеличением, исчезновением или без изменения объема газовой фазы. Авторами [3-5] предложены формулы для расчета времени контакта пузырьков газа с солевым расплавом.

При хлорировании диоксида титана и др. объем газовой фазы не изменяется, время контакта с расплавом рассчитывается по уравнению [1, 3, 4]:

(1)

Длительность контакта пузырька газа при хлорировании сырья с исчезновением газовой фазы, например, при хлорировании хрома, редкоземельных элементов и др., хлориды которых абсорбируются расплавом, находится по формуле [1, 3, 4]:

(2)

Хлорирование оксида магния и др. протекает с уменьшением объема газовой фазы, при этом время контакта пузырька с расплавом определяется по уравнению [5]:

. (3)

В уравнениях (1-3) приняты следующие обозначения:

τ – время контакта фаз, час;

рн и рк – начальное и конечное парциальное давление хлора, ат;

dнп и dкп – начальный и конечный диаметр пузырька, м;

Vнп и Vкп – начальный и конечный объем пузырька, м3;

Кг – коэффициент массопередачи по газовой фазе, кмоль/(м2·час·ат);

V0м – мольный объем хлора при давлении 1 ат, м3.

При получении хлоридов алюминия и железа хлорированием сырья (оксидов или металлов) в расплаве тетрахлоралюминатов [6] и тетрахлорферратов [2] щелочных металлов изменение объема газовой фазы зависит от температуры протекания процесса.

Хлористый алюминий и хлорное железо в парах при температуре до С димерны. В интервале С вследствие диссоциации в парах содержится димер и мономер, выше С эти хлориды по данным [2] практически мономерны.

Реакцию хлорирования оксидов алюминия и железа можно записать в следующем виде:

2Ме2О3(тв) + 6Сl2(г) + 3С(тв) → nМе2Сl6(г) + (4 – 2n)MeCl3(г) + 3CO2(г). (4)

В зависимости от степени диссоциации коэффициент n изменяется от 0 до 2. Поэтому объем газовой фазы может уменьшаться от 6 до 5 молей при n = 2 или увеличиваться от 6 до 7 молей при n = 0.

Соотношение степени диссоциации димера и константы равновесия реакции

(Me2Cl6)(г) ↔ 2MeCl3(г) (5)

имеет вид [7]:

(6)

Аналитические зависимости константы равновесия от температуры определяются уравнениями:

; (7)

и [9] (8)

соответственно для хлористого алюминия (7) и хлорного железа (8).

Графические зависимости степени диссоциации Al2Cl6 и Fe2Cl6 от температуры показаны на рисунке. Из приведенных данных следует, что в температурном интервале С Al2Cl6 практически нацело диссоциирует, а степень диссоциации Fe2Cl6 составляет 0,4-0,52.

При протекании процесса с увеличением объема газовой фазы (n = 0) выведенная аналогично [3, 4] формула для определения времени контакта газ-расплав имеет вид:

, (9)

где принятые обозначения аналогичны приведенным в уравнениях (1-3).

При хлорировании оксида алюминия в температурном интервале С объем газовой фазы возрастает на 16,6%, при этом расчётный dкп увеличивается от принятого по [3, 4] в 1,052 раза.

При хлорировании оксида железа в температурном интервале С увеличение объёма газовой фазы составляет 6,6-8,6 %, а dкп при 8000С увеличивается примерно в 1,027 раза.

В промышленной практике оксидное сырьё хлорируют в хлоридном расплаве при температуре С [1, 2]. Определяемое по уравнению (9) время контакта хлорсодержащего пузырька с расплавом увеличивается незначительно. Поэтому при расчёте расплавного хлоратора получение достаточно достоверных результатов возможно при использовании уравнения (1).

Рисунок. Зависимость степени диссоциации димеров хлоридов алюминия и железа от температуры t: – степень диссоциации хлоридов; t – температура, 0С;1 – хлорида алюминия; 2 – хлорид железа.

Литература

1. , , Мальшин титана. М.: Металлургия, 19с.

2. Фурман хлориды (химия и технология). М.: Химия. 19с.

3. К вопросу об оценке скорости хлорирования материалов в барботажных аппаратах с расплавом солей/, , //Изв. ВУЗ, Химия и хим. технология. 1973. т.16. Вып. 10, с..

4. Метод расчёта производительности расплавного хлоратора/ , , //Цветная металлургия. 1974. №9, с.30-34.

5. Ступина кинетики и механизма хлорирования окиси магния хлористым водородом и хлором в расплавленных хлоридах: дисс. канд. хим. наук. Свердловск, 1978, Институт электрохимии УНЦАН СССР. 131с.

6. Авт. св. № 000 (СССР) Способ получения безводного хлористого алюминия/, , ; опубл. БИ 1977, № 27.

7. Термодинамические и переносные свойства химически реагирующих газовых систем /Под. ред. , , Ч. I. Минск: Наука и техника, 19с.

8. Термическая устойчивость хлорокисей алюминия и галлия/ , // ЖНХ, 1975. т.20. Вып.5, с. 1171 – 1175.

9. Давление и состав паров над тетрахлорферратами щелочных металлов в инертной атмосфере/, //ЖНХ. 1974. т.19. Вып. 8, с. .

Получение магния металлотермическим способом

Институт металлургии УрО РАН, г. Екатеринбург

Магний и его сплавы широко применяют в авиакосмической технике и ракетостроении. В последние годы значительно увеличилось использование сплавов в производстве автомобилей. Спрос на магниевые сплавы будет постоянно повышаться.

Существует два промышленных процесса производства магния: электролитический и силикотермический. В настоящее время выпуск магния силикотермическим процессом достиг 60% от мирового уровня.

Из практики известны три способа производства магния: Пиджен, Больцано и Магнетерм. Технология способов основана на восстановлении магния из оксида кремнием ферросилиция в присутствии оксида кальция.

2MgO + nCaO + Si = 2Mgnap + nCaO×SiO2 TB (1)

Наиболее эффективным является способ Магнетерм, разработанный во Франции. Технология способа основана на суммарной реакции

2MgO + 2СаО + nА12О3 + Si = 2Mgnap + (2CaO×SiO2× nА12О3)ж (2)

Отличие этого способа состоит в том, что процесс осуществляют при °С и остаточном давлении менее 5000 Па с образованием жидкого шлака. В шихту в качестве флюса добавляют глинозем или белый боксит. Извлечение магния составляет 75%.

В Институте металлургии УрО РАН разработан новый вариант силикотермического способа, который отличается тем, что получение магния происходит по другой реакции

11MgO +7СаО + 6А1 + Si = 11Mgnap +(5СаО×ЗА12О3 + 2CaO×SiO2) (3)

с применением ферросиликоалюминия или вторичного алюминия.

Для осуществления способа была создана герметичная пилотная установка, включающая одноэлектродную руднотермическую печь с токопроводящей подиной, камеру конденсации и вакуумную линию. Электропитание печи обеспечивалось от трансформатора ОСУ-80.

Опыты проводились с использованием кальцинированных доломита и магнезита. Температура процесса °С, остаточное давление Па. По ходу процесса пары магния поступали через паропровод в камеру конденсации. Из печи периодически сливали в изложницу металлический сплав и шлак.

Металлический сплав содержал 61-63% кремния, что соответствует ферросилицию марки ФС-65. Состав шлака, %: 48-51СаО; 38-40 А12О3; 8-10 SiO2 и 2-4 MgO. Такой шлак пригоден для производства глинозема.

В таблице приведены для сравнения технологические показатели двух способов.

Таблица

Технологические показатели способов получения магния

Способ	Расход материалов, т/т магния	Извле­чение, %	Колич. шлака, т	Расход эл. энер-гии МВт×ч/т
доло­мит	магне­зит	боксит	FeSi	FeSiAl	всего
Магнетерм	5,7	-	0,75	0,84	-	7,29	75	6,0	17,1
Имет УрО РАН	3,15	0,3	-	-	1,05	4,5	84	3,3	16,5

Из данных таблицы следует, что способ Института металлургии УрО РАН имеет существенные преимущества. Кроме того, необходимо отметить, что при получении магния по разработанному способу не образуются отходы, отсутствует хлор и его соединения.

МАГНИЙ ИЗ ОТХОДОВ ПРОИЗВОДСТВА АСБЕСТА

, ,

магний», г. Асбест

институт титана и магния», г. Березники

ГОУ ВПО «Уральский государственный технический университет – УПИ»,

г. Екатеринбург

Магний обладает рядом ценных свойств, делающих его очень привлекательным конструкционным материалом. Ежегодно спрос на магний растет в среднем на 6–7%. Главным потребителем магния является автомобильная и авиастроительная промышленность, где он используется преимущественно в виде сплавов с алюминием. Потребление магния в значительной степени ограничивается высокой стоимостью, установившейся на рынке вследствие демпинговой политики китайских производителей, в результате которой многие производители магния были вынуждены закрыть свои производства, после чего последовало резкое повышение цены на металл. Поэтому в настоящее время основной упор ставится на производство наиболее дешевого магния, способного конкурировать по себестоимости с китайским. Сейчас цена на магний возросла и составляет порядка долл. за тонну металла. Изменение цены на магний за последние десять лет представлено на рис.1 [1,2,3].

Рис.1. Изменение цены на магний за период с 1998 по 2008 годы

В настоящее время в мире существуют два основных способа производства магния: электролитический (российские производители, US Magnesium, DSM) и силикотермический (китайские производители). По суммарным затратам энергии последний сопоставим с электролизом, но допускает использование более дешевых, нежели электричество, энергоносителей.

Однако и электролитический способ еще не исчерпал свой потенциал. Наиболее перспективной в этом способе является карналлитовая схема, но и она, для повышения конкурентоспособности, требует доработок.

В рамках карналлитовой схемы разработана технология производства магния из отходов асбестового производства, которая легла в основу строительства нового магниевого завода в городе Асбест.

Способ получения магния из отходов асбестового производства возник сравнительно недавно, и с момента возникновения постоянно совершенствуется и представляет большой интерес как один из перспективных методов получения магния. И на это есть свои основания.

Во-первых, это высокое содержание магния в отходах (20-25 %). Во-вторых, практически неисчерпаемые запасы серпентинита, находящиеся на поверхности и готовые к переработке. И, в-третьих, себестоимость производства одна из самых низких в мире за счет комплексного использования сырья.

Канадцы начали создавать подобную технологию в 1986 году. Итогом их работы был пуск в 2000 году завода Magnola, полной мощностью более 50 тыс. тонн магния в год. Но в 2003 году завод пришлось остановить из-за технологических просчетов и низких цен на магний в то время.

Канадскую технологию производства кратко можно описать так: серпентинит выщелачивают соляной кислотой с получением раствора хлористого магния, который очищают от примесей. Затем происходит обезвоживание соляного раствора. Обезвоженный хлористый магний поступает в электролизер для получения металлического магния. Выделяющийся хлор используется для производства соляной кислоты.

Российская технология, согласно [4], включает следующие основные операции:

·  выщелачивание серпентинита соляной кислотой;

·  отделение раствора хлорида магния от аморфного осадка диоксида кремния;

·  промывку и сушку осадка;

·  очис­тку раствора хлорида магния от примесей;

·  концентрирование раствора хлорида магния;

·  синтез карналлита;

·  обезвоживание карналлита;

·  электролиз с получением магния, хлора и отработанного электролита.

Перед выще­лачиванием измельченный серпентинит подвергают классификации и магнитной сепарации, при этом для выщелачивания используют магнитную фракцию серпентинита, а очистку раствора хлорида магния ведут с выделением железо-никелевого осадка.

Для вывода кальция измельченный серпентинит подвергается электромагнитному обогащению. При электромагнитном обога­щении содержание оксидов кремния, магния и никеля в магнитной и немагнитной фракциях сохраняется, как и в исходном серпенти­ните. Содержание железа и хрома увеличивается в магнитном мате­риале примерно на 10%. Содержание кальция в магнитной фракции к исходному серпентиниту снижается в 2 раза.

До магнитной сепарации материал классифи­цируют на фракции по крупности, нижний предел первой фракции — 0,2+0,05 мм, верхний — 1,2+0,05 мм, причем шаг частиц состав­ляет 0,3+0,05 мм. Одновременно на выщелачивание подают только одну из фракций.

Выщелачивание магнитной фракции серпенти­нита ведут в непрерывном противоточном пульсационном режиме, которое осуществляют соляной кисло­той с концентрацией 15-20% и температурой 50-70°С, подаваемой в нижнюю часть аппарата, а в верхнюю его часть загружают магнит­ную фракцию серпентинита, при этом в средней части аппарата за счет тепла реакции температуру поддерживают в пределах 90-105°С.

Раствор хлорида магния, содержащий 5-10 г/л свободной соляной кислоты выводят при температуре 70-85°С из верхней части аппарата, а из нижней его части выгружают осадок аморфного диоксида кремния.

Промывку осадка аморфного диоксида кремния осуществляют в непрерывном, противоточном, пульсационном режиме раствором соляной кислоты (0,01-0,05%). .

Хлормагниевый раствор, получаемый после выщелачивания серпентинита соляной кислотой, содержит примеси металлов, присутствующих в серпентините, и непригоден для дальнейшей переработки с получением карналлита без предварительной очистки.

Очистку раствора хлорида магния от примесей осуществляют вначале при температуре 70-85°С до рН 3,5-4,5, затем окисляют двухвалентное железо, марганец и нике­ль до высшей валентности с последующей нейтрализацией до рН 6-7,5 и отделением фильтрацией раствора хлорида магния от железоникелевого осадка.

Нейтрализацию осуществляют природным ми­нералом бруситом, предварительно прокаленным при 500-550°С и измельченным до крупности <50 мкм. Ее также осуществляют гидроксидом магния, полученным из раствора хлорида магния.

Промывку железоникелевого осадка осуществ­ляют в непрерывном, противоточном, пульсационном режиме с расходом воды 1,1-1,2 м3/т осадка.

Промытый железоникелевый осадок сушат при температуре 500-550°С и получают концентрат для производства ме­таллического никеля или ферроникелевых сплавов. Содержание NiO в концентрате около 2,5 мас. %.

Синтез карналлита ведут из раствора хлорида магния и молотого отработанного калиевого электролита в присут­ствии соляной кислоты с получением после отделения карналлита маточного раствора хлорида магния. Отработанный калиевый электролит измельча­ют до фракции <0,5 мм и отделяют корольки металлического маг­ния размером >0,5 мм. Маточный раствор хлорида магния после отде­ления карналлита очищают от соединений кальция. Обезвоживание карналлита ведут в печах кипя­щего слоя в две стадии, на первой—с получением двухводного продукта KCI×MgCI2×2Н2О, на второй — при подаче хлористого водорода в камеры печи кипящего слоя с получением карналлита, содержащего не более 0,2% воды.

Вторую стадию обезвоживания карналлита осу­ществляют в режиме дискретной подачи хлористого водорода в за­висимости от температуры материала в камерах печи кипящего слоя. Обезвоженный карнал­лит содержит, %: MgCl2 - 50,8; КС1 - 39,8; NaCl - 9,45; MgO - 0,21; Н2О - 0,14. Продукт такого состава является качественным сырьем для про­изводства магния электролитическим методом.

Хлорид водорода получают в отдельном аппара­те конверсией хлоргаза и водяного пара в факеле горения природно­го газа в интервале температур °С. Конверсию хлоргаза в хлорид водорода осуще­ствляют при объемном соотношении СН4:С12:Н2О= 1:4:2 с получени­ем газа, содержащего не менее 85 об.% хлорида водорода.

Карналлит вводят в анодное пространство рабо­тающих в потоке электролизеров. В электролизеры совместно с обезвоженным карналлитом загружают в небольшом количестве углеродсодержащий материал.

При питании электролизера твердым обезвоженным карналлитом в сравнении с расплавом, удалось увеличить токовую нагрузку на электролизер на 6% и поднять выход магния по току на 5%.

Можно сказать, что российская технология производства магния практически безотходна. После вскрытия отделяется кремнезем, который может быть использован для производства товарной кремнеземсодержащей продукции (тетрахлорид кремния, жидкое стекло, сорбенты, наполнители и т. д.).

Отфильтрованная взвесь гидроксидов тяжелых металлов (железа, никеля, хрома) после специальной обработки может найти применение в производстве металлургической продукции.

Образующийся в процессе очистки маточного раствора сульфат кальция, количество которого зависит от содержания кальция в сырье, может быть использован в производстве строительных материалов.

Твердые отходы производства (шламы, пыль и др.) возвращаются в технологический цикл на стадию очистки растворов.

Степень ис­пользования хлора в данной технологии составляет не менее 99 %, а выбросы хлора в атмосферу не превышают 0,1 % [1]. Следовательно, новая технология является экологичной, что в современных условиях немаловажно.

Таким образом, пред­ставленная на рисунке 2 технологическая схема позволяет решить задачу комплексной переработ­ки серпентинита.

Если сопоставить российскую технологию с канадской, то можно сказать, что российская технология принципиально отличается от канадской. Главное отличие заключается в том, что она является практически безотходной.

Российская технология получения магния из отходов производства асбеста обладает многими достоинствами. Она предполагает использование на технологических переделах передовых технологий. Это, в первую очередь, организация автоматического питания поточной линии электролизеров твердым безводным карналлитом.

Себестоимость магния, получаемого по российской технологии, оценивается в 1700 долл. за тонну, что является отличным показателем, учитывая, что нынешняя цена магния на мировом рынке высока.

Российская технология набирает промышленные обороты (строительство завода началось в октябре 2007г., пуск первой очереди намечен на 2010 год).

Литература

1. Локшин проблемы производства и переработки магния / , // Цветные металлы. 2006.№ 5. С.

2. Локшин и перспективы производства и применения магния /, // Цветные металлы. 2000. № 11-12. С.

3. www. *****/metalls.

4. Пат. 2290457 Российская Федерация. Способ комплексной переработки силикатов магния /, ,

Рис.2. Принципиальная технологическая схема комплексной переработ­ки серпентинита

Раздел 4. РЕДКИЕ ТУГОПЛАВКИЕ МЕТАЛЛЫ

ПЕРСПЕКТИВНАЯ ТЕХНОЛОГИЯ ПОЛУЧЕНИЯ КРЕМНИЯ

ДЛЯ СОЛНЕЧНОЙ ЭНЕРГЕТИКИ

,

В настоящее время для получения, как монокристаллов, так и мультикремния для солнечной энергетики используется поликремний, полученный по упрощенной технологии сименс-процесса. Кроме того, используются обрезки монокристаллов кремния для микроэлектроники (скрап).

Основным сдерживающим фактором для более интенсивного развития производства солнечных модулей и снижения их стоимости является колоссальный дефицит кремния, пригодного для выращивания мультикристаллического или монокристаллического кремния.

Массовое производство и использование солнечных энергосистем связано с созданием технологий и материалов, позволяющих существенно снизить стоимость установленной мощности солнечных модулей.

Требования по чистоте к кремнию солнечного сорта существенно ниже, чем к кремнию электронного сорта для микроэлектроники.

Лимитирующие примеси в солнечном кремнии те же, что и в электронном, однако их допустимый уровень значительно выше.

Предельное содержание элементов в солнечном кремнии

Элемент	Содержание ррм, не более	Элемент	Содержание ррм, не более	Элемент	Содержание ррм, не более
Бор	1,0	Фосфор	0,5	Барий	0,1
Железо	0,3	Кальций	0,1	Алюминий	0,1
Титан	0,01	Ванадий	0,01	Никель	0,05
Марганец	0,1	Хром	0,1	Цирконий	0,01
Магний	0,2	Калий	0,2	Натрий	0,2
Медь	0,1	Кобальт	0,1	Цинк	0,1
Углерод	3,0	Кислород	10,0

Содержание основного вещества 99,9996%